采区巷道布置.
5 采区巷道布置及回采工艺
本设计开采8煤层，前期采用中央并列式。根据整个矿井的地质情况，以及为了通风安全，前期，在靠近工业广场的附近布置工作面。后期采用两翼对角式通风，工作面再向井田边界方向布置。为了矿井达产，在南翼布置带区，在北翼布置采区。本设计主要进行采区的巷道布置，以及采区回采工艺的设计。
5.1 煤层的地质特征
本井田位于淮南煤田南部的阜凤与舜耕山逆冲断层之间，含煤地层总体构造形态为一走向北西、倾向北东、倾角一般在20°左右且局部有倒转现象的单斜构造。
本设计以整个矿井的煤为基础，而本设计主要开采8煤，采区的设计以8煤层为基础，巷道的布置也是用来开采8煤层。
5.1.1 煤层情况
8煤层：厚度2.43～17.66m，平均4.94m，下距7煤4.30m，可采系数100%，变异系数47%，为主要可采煤层，但厚度变化特征十分显著，井线以西大片地段厚度极为稳定，一般变化在3.50～4.00m之间，变异系数23%；井线以东厚度显著增大，一般变化在6～10m之间，变异系数56%，因此，全区8煤层变异数偏大，但仍以稳定为主。煤厚变化见图5-22，煤层结构简单～较复杂，一层夹矸率31%，二层夹矸率29%，其岩性为泥岩、炭质泥岩，煤层顶板砂岩及砂页岩互层，底板泥岩、砂质泥岩，属稳定煤层。
8煤层顶板及其上部岩层为一植物化石带，主要为羊齿、瓣轮叶、斜羽叶等，而以椭圆斜羽叶及栉羊齿富集为其特征。
5.1.2 煤层瓦斯含量
本井田部分主要可采煤层瓦斯含量最大值介于8.40～17.85m3/t之间，且甲烷成分一般在80%左右，由此表明本井田深部主要位于瓦斯带。总体来看，本井田同一煤层的瓦斯含量除有随深度增加而增高的趋势以外，还可能在局部形成瓦斯富集带，8煤层为富瓦斯煤层。
5.1.3 煤尘爆炸性和煤的自燃倾向
本井田各可采煤层均有煤尘爆炸危险，浅部煤尘爆炸指数30%～35%。各可采煤层均有自然发火倾向，发火期一般为3～6个月。
5.1.4 地温
根据九龙岗矿长观孔资料，本井田所在地区的恒温带深度为自地表向下垂深30m，相应的温度为16.8℃。
本井田地温梯度介于0.75～2.07℃/hm之间，其中东部高于西部，属地温正常区。总体来看，本井田地温具有深高浅低和东南略高于西北的变化特点。
另据8煤层底板等温线可知：本井田-820m水平地温一般在23℃～32℃之间，-960m水平地温一般在24℃～37℃之间；-1000m水平以下Ⅶ线以东和井线以东已分别进入一级和二级高温区。
5.1.5 水文条件
-960m水平正常涌水量为641m3/h，最大涌水量为1015m3/h。
5.2 采区巷道布置及生产系统
5.2.1采区的范围及储量
所设计的采区位于工业广场的，南北两侧分别以断层F13-5和断层F12-11为采区边界，第一水平的开采上限为-660m，开采下限为-960m。采区的走向长度约为1.7km，煤层倾角为14.5°-17.3°，平均倾角为16.2°左右，倾斜长度为1075m 左右。
根据《采矿工程设计手册》的规定，采用采区准备时，采区上山的长度一般不超过1500m，采区下山长度不宜超过1200m，由于本设计采用上山开采，倾斜长度为1075m，符合规定。
采区内的平均煤层厚度为4.94m，本采区的煤层地质储量为：
1504658÷cosα×4.94×1.42
=10991299t
=11.0Mt
所留设的煤柱如下：
工业广场的保护煤柱有一部分在本采区内，所以在本采区内的工业广场的煤柱为：78961÷cosα×4.94×1.42
=576798t
=0.577Mt
在两个边界断层的一侧要留设30的保护煤柱，所以需要留设的边界煤柱为：（1002+758）×30÷cosα×4.94×1.42
=385696t
=0.386Mt
本采区的可采储量为
11.0-0.577-0.386
=10.0Mt
5.2.2 区段的划分及工作面参数
本采区的走向长度为1700m左右，本矿井采用综采技术，综采采区单翼布置时，走向长度一般不小于1000m，当双翼布置时，走向长度一般不小于2000m。现如今，高产高效综采矿井采区一翼长度已经扩大为2000m以上。因此，为了减少设
备的使用，以及通风与管理方面的安全，在本采区采用单翼布置。
本采区的倾斜长度为1050多米，可划分为5个区段,因此每个区段斜长为210m。区段斜长，为采煤工作面长度、区段煤柱宽度和区段上下两平巷的宽度。区段上下两个平巷宽度都为5m，所以两平巷的宽度之和为10m。
本采区的两区段之间采用区段无煤柱护巷，采用沿空掘巷的方法，即沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段平巷。这种沿空掘巷的方法，充分利用采空区边缘压力较小的特点，沿着上覆岩层已经垮落稳定的采空区边缘进行掘进，有利于区段平巷在掘进和生产期间的维护。
沿空掘巷虽然没有减少区段平巷的数目，但是不留设煤柱，或者少留煤柱，可以减少煤炭的损失、减少区段平巷之间的联络巷道，尤其是减少巷道维修的工程量，甚至基本上可以不用维修的费用，而且对巷道支护的要求也不怎么严格、易于推广。
沿空掘巷的区段平巷的布置与回采顺序有关，本采区沿空掘巷时，采煤工作面的接替方式采用跳采接替的方式。从开采上限到开采下限，共分为5个区段，依次为区段1、区段2、区段3、区段4、区段5。所以开采顺序为：区段1→区段3→区段5→区段2→区段4，先开采区段1，区段2在回采时，区段3和区段5正在煤体中掘进上下两平巷，然后区段2和区段4将采用沿空掘巷。在整个回采过程中，采区内仅有一个采煤工作面生产。
沿空掘巷的巷道位置的确定主要考虑掘进施工安全等方面因素，在此，由于本采区较深，地压大，并且为了避免采空区的矸石窜入，因此本采区使用留5m窄小煤柱的布置方法。
因此，每个区段的采煤工作面长度为200m。
所以，采煤工作面的长度合适。
（2）采煤工作面参数
采煤工作面的倾斜长度为200m，煤层倾角为16.2°左右，走向长度为1500m左右，煤层平均厚度为4.94m，8煤的容重为1.42t/m3。本采区的采煤工作面采用综合机械化开采的方式，采煤机的截深为800mm，每天进4刀，年工作日为330天。采用三班工作制，两班工作，一班检修。
所以，本采区的一个工作面日生产能力为：
A=L×n×d ×M×γ×C
式中：A——采煤工作面日产量，t/d；
L——工作面长度，m；
n——采煤工作面的进刀数，本采区设计进刀数为4刀；
d——采煤机的截深，本采区选用采煤机的截深为800mm；
M——采厚，本采区的煤层平均厚度为4.94m；
γ——煤的容重，t/m3，8煤的容重为1.42 t/m3；
C——工作面采出率，取0.95。
根据上式，本采区采煤工作面的日产量为
A=200×4×0.8×4.94×1.42×0.95
=4265t
所以，本采区采煤工作面的年产量为：
4265×330=1407450t
即，本采区的采煤工作面年产量为1.4Mt
（3）掘进工作面参数
矿井的采煤工作面和掘进工作面的个数比，一般与采煤工艺和掘进工艺方式等有关，目前我国通常在1：1.5～1：2.5之间，一般为1:2。本设计矿井的采煤工作面和掘进工作面的个数比选为1：2，即，在作为首采区的本采区内，设一个采煤工作面，设两个掘进工作面。
本采区的掘进工作面采用综合机械化掘进机组，并且平巷在煤层中掘进，因此月掘进速度取为390m。即每天掘进13m，年工作日为330天，所以年掘进4290m
所以一个掘进工作面的掘进煤年产量为：
A= M×d×γ×L
式中: A——掘进工作面年产量，t/d；
M——采厚，本采区的煤层平均厚度为4.94m；
d——平巷的宽度，本采区的区段平巷的宽度为5m；
L——平巷掘进的年掘进速度，在此取为4290m；
γ——煤的容重，t/m3，6-煤的容重为1.39 t/m3；
所以，一个掘进工作面的掘进煤年产量为：
A= 5×4.94×1.42×4290
=150467t
=0.15Mt
两个掘进工作面的掘进煤年产量为：
0.15×2=0.3Mt
因此，本采区的总生产能力为1.7Mt。
5.2.3 采区上山及车场
本采区的轨道大巷、运输大巷以及回风大巷布置在煤层底板岩层中，轨道大巷距煤层20m左右，在-960m水平处。因为大巷距煤层有一定的岩柱厚度，所以上部煤层不需要留设保护煤柱。
运输大巷与轨道大巷之间的距离为40m左右，两条大巷在同一个水平，都在-960m 水平处。轨道大巷距煤层35m左右，也在煤层底板岩层中。回风大巷与运输大巷之间的距离为38m左右，回风大巷在-935m水平处。
本采区布置三条上山，分别为轨道上山、运输上山以及回风上山，三条上山布置在煤层中。回风上山布置在外侧，运输上山布置在中间，轨道上山布置在内侧，三条上山之间的间距为25m。
采区上部车场
本矿井-660m以上的煤已经被开采结束，本设计的开采上限为-660m，所选采区的上方为采空区。上部车场若采用甩车场时，通过能力大，调车方便，并且劳动量小，但是绞车房布置在回风巷标高以上，上部为采空区时，绞车房的维护比较困难。而且若采用甩车场，绞车房回风时，有一部风下行风，通风条件较差。因此，本采区采用平车场。轨道上山与区段回风平巷的之间的连接用水平的巷道相连，绞车房布置在与区段回风平巷同一水平的岩石中。考虑到本采区三条上山的位置、调车的方便以及巷道之间的连接方便，选用逆向平车场。
名称非综采采区综采采区
曲线半径/m 平曲线6～12 12～20 竖曲线9～15
道岔根据提升煤量选用4号或5号道岔
本采区的上部逆向平车场中，错车线选用简易道岔，α=17°，b=2510mm，其他道岔选用ZDK 630/4/12 ，a=3660mm，b=3640mm，α=14°02′10″，竖曲线半径R=15000mm,平曲线半径R S=15000mm，存车线的双轨中心距S=2040mm，道岔的各个参数的具体计算过程见本设计（4.2.2 井底车场）部分。
根据《采矿工程设计手册》的规定，由于本采区的上部车场用绞车房来完成进出车，所以存车线的长度为2钩串车长。而年生产能力在0.9Mt及以上的综采采区上部车场为1.5列车长，本矿井的设计生产能力为3.0Mt，并且本采区的生产能力为1.7Mt，而且本采区采用综合机械化开采，因此本采区的上部车场为1.5列车长。采区的上部车场线路坡度的确定参考《采矿工程设计手册》，不设高低道的双道变坡，以及单道变坡，巷道的坡度，应该以3～5‰向着绞车房的方向下坡。上山开采的采区，其上部车场水沟坡度以3～4‰向上山方向下坡。设高低道的双道变坡，轨道坡度的高道坡度为9～11‰，低道的坡度为7‰，高道与低道最大高差不宜大于0.6m。
本采区的
上图中，各个字母的意义及计算如下：
A为过卷距离，取值为5～10m；
B为一钩串车长，在此取5m；
m为单开道岔双轨垂直线路连接尺寸；
T为竖曲线切线长，m，T=R S tan0.5 ；
d′为变坡点至阻车器挡面的间距，m，取值为1.5～2.0；
存车线长度按2钩车长取为10m。
采区中部车场
采区的中部车场选用甩车场，由于本采区采用单翼布置，而且三条上山布置在煤层底板中，根据三条上山与采区平巷之间的位置关系，采区的中部车场选用单向甩车，甩入石门式。
中部甩车场的起坡采用双道起坡的方式，采用双道起坡时，提升的能力大，便于维护，生产安全可靠。甩车场内斜面线路的布置，采用斜面线路一次回转的方式。这种方式提升牵引角小，钢绳的磨损小，行车操作方便。中部的甩车场采用这种双道起坡一次回转的方式，适用于甩入石门方向的甩车场，因此，这种方式合适。
甩车场中平曲线半径R P取决于矿车轴距、规矩以及行车速度。甩车场中竖曲线半径R S是一个十分重要的参数，如果这个数值过大时，会增加甩车场的竖曲线弧长，延长提升时间；如果这个数值过小时，会使矿车在联接处车轮悬空而掉下轨道，或者将运送的长料搁置于轨道上。平曲线、竖曲线的半径取值可参考下表
本采区轨距为600mm，采用机械调车，平曲线半径R P取为15m，竖曲线半径R S取为15m。
甩车场的空重车线的坡度与矿车的类型、铺轨的质量、车场弯道以及自行滑行的要求这些因素有关。
在设计当中，为了计算的方便，空、重车线中的直线和曲线段的计算，可以采用平均坡度计算高低道的最大高差。一般情况下，空车线i G=11‰，重车线i G=9‰，然后在存车线高低道闭合点标高计算中再进行部分的调整。
采区中部甩车场的存车线有效长度可按下表选取
甩车场高道与低道的线路中心距S可按下表选取
采区下部车场
采区的下部车场是由采区装车站以及辅助提升下部车场组合而成的,本采区的下部车场选用大巷装车式。
采区装车站的线路布置主要取决于装车站所在的位置，以及装车站的调车方式，采区装车站的线路布置主要参考《采矿工程设计手册》
本采区使用固定式矿车运输材料及矸石，所以装车站中的空车线和重车线的存车线有效长度各1.25列车长，调车方式采用电机车调车的方式。装车站线路的坡度设计，与所在轨道大巷的轨道线路坡度一致。
考虑到轨道上山的位置，以及三条大巷的位置，本采区的下部车场的绕道采用底板绕道式。轨道上山在接近下部车场时，提前变坡，为了使行车安全，变坡后的轨道上山坡角一般不大于25°。绕道的线路与轨道大巷线路间的平面距离，一
般根据围岩的稳定性条件确定，但应该大于10～20m，具体长度根据轨道上山与三条大巷的位置关系，连接关系来确定，绕道线路转角一般取30°～90°。
由于轨道上山布置在三条上山的最外侧，而三条上山之间的间距为25m，为了便于采区下部车场的布置与维护，以及不影响三条上山的稳定，采区下部车场设计为背离井底车场。
采区上山下部平车场线路的平曲线取为15m，竖曲线取为15m，平曲线与竖曲线之间插入矿车轴距的1.5～3.0倍的直线段。高道存车线坡度取为11‰，而低道存车线坡度取为9‰。
5.2.4 采区生产系统
通风系统
前期
地面的新鲜从副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→工作面→区段回风平巷→回风石门→总回风道→回风上山→回风大巷→回风石门→中央回风井→地面
后期
地面的新鲜从副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→工作面→区段回风平巷→回风石门→回风大巷→回风石门→两翼回风井→地面
运煤系统
煤从工作面采出→区段运输平巷→溜煤眼→运输上山→采区煤仓→运输大巷→运输石门→井底煤仓→装载硐室→主井箕斗→地面
运料系统
材料从地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→区段运输平巷→工作面
运矸石系统
矸石从工作面用矿车运出→区段运输平巷→轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→轨道石门→井底车场→副井罐笼→地面
排水系统
轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→轨道石门→井底车场→井底水仓→副井→地面
5.2.5 采区采出率
5.3 采煤方法
5.3.1 采煤工艺方式
本采区内煤层赋存稳定，煤层的平均煤层厚度为4.94m，属于中厚煤层。本采区内地质条件较简单，采区内只有小断层，煤层倾角为14.5°-17.3°，平均煤层倾角为16.2°。
在目前的情况下，煤矿的地下开采技术发展趋势来看，综采是采煤工艺的重要的发展方向，综合机械化开采具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。
如果采用综合机械化采煤，能够提高工作面的单产水平，能够减轻工人的劳动强度以及能够降低物料磨损。综合以上各方面的条件进行考虑，所以选用综合机械化开采。
本矿井的工作制度为三八制，两班工作，一班检修。综合机械化采煤工作面的长度为200m，每班进2刀，采煤机的截深为800mm，每刀进0.8m。每天进刀数为4刀，所以每日进3.2m。年工作日为330天，因此，工作面的每年推进度为1056m。回采工艺
综合机械化采煤工作面双滚筒采煤机的割煤方式，是根据顶板管理、移动支架的方法与进刀方式，以及端头支护等方面的因素综合进行考虑。因此，割煤的方式选为往返一次割两刀。
综采面采煤机的进刀方式选择工作面端部斜切进刀，选用割三角煤的方法进刀。具体进刀过程如下：当综采面的采煤机割至工作面的端头位置时，采煤机后面的输送机槽也已经移近煤壁，在采煤机机身处的下部，依然留有一部分煤；然后调整两个滚筒的位置，前滚筒降下来，而后滚筒慢慢升起，并沿着输送机的弯曲段反向割入煤壁，一直到输送机直线段，然后再将输送机移直；再次调换两个滚筒上下的位置，重新进行割煤，一直割到输送机机头处；将三角煤割掉后，煤壁慢慢割直，然后再次调换上下滚筒，返程进行正常割煤。
回采工作面利用采煤机进行采煤，利用运输机的铲煤板装煤为主，人工装煤为辅助，利用刮板输送机运煤。
工作面设备选型
采煤机的选型
采煤机的型号：EL100/2000
采高: 1.7～5.0 m
适应煤质硬度: 250～500 kg/cm2
煤层倾角：0～45 °
截深：0.8 m
滚筒直径： 2.5 m
牵引方式：电牵引
牵引力：392～980 kN
牵引速度：0～24 m/min 无链牵引形式: 无链牵引
滚筒中心距: 12925 mm
机面高度: 1227 mm
卧底量: 200～250 mm
电动机型号: EL1220FF
电动机功率: 600～1400 kw
电动机台数: 6～7 台
电动机电压: 1140～3300 V
喷雾灭尘方式: 内、外喷雾
最大不可拆卸件尺寸：3890×1546×913/11.3 mm/t 总重：36～85 t
设计单位: 安德森
制造厂：安德森
工作面刮板输送机选型
刮板输送机的型号：SGZ-880Ⅱ
槽宽: 800 mm
小时运量: 最大400 t/h
铺设长度: 64～422 m
铺设角度：+15～-20 °
电动机型号：DSB40/2台
电动机功率：40×2 m
电动机电压：380/660 V
刮板机型式：边双链
链规格：Φ18×64 mm 单链破碎力: 350 kN
链速: 0.86 m/s
生产厂家: 秦皇岛市煤机厂
转载机选型
型号：SZZ-764/132
最大连续运输能力：15 t/min 输送机槽宽: 762 mm 输送机链速: 1.52 m/s
行走速度: 16.76～19.8 m/min 履带对地比压: 0.1 MPa 工作电压(50Hz): 660 V
输送机电机功率: 15 kw
行走电机功率: 30 kw
对地间隙: 152 mm
外形尺寸(长×宽×高): 8306×2648×826 mm
重量: 9.98 t
破碎机选型
型号: PCM110Ⅱ
结构特点: 锤式
过煤能力: 1100 t/h
破碎能力: 1000 t/h
进料口宽度: 700 mm
进料口高度: 700 mm
出料粒度: 300 mm
电动机型号: KBY-550/110
电动机功率: 110 kw
电动机电压: 660/1140 V
外形尺寸(长×宽×高): 4559×2025×1808 mm
质量: 14.524 t
生产厂: 张家口煤机厂
乳化液泵选型
型号: MRB-125/31.5
公称压力：20 MPa
公称流量：125 L/min 电动机功率: 90 kw
转速: 1470 r/min
外形尺寸(长×宽×高): 2166×858×1920 mm
配套液箱尺寸: MRXⅠ
生产厂: 石家庄煤矿机械厂
乳化液箱选型
型号: MRXⅠ
容积: 1000 L
公称压力: 31.5 MPa
公称流量: 125 L/min 卸载阀调定压力: 31.5 MPa
卸载阀恢复压力: 24 MPa
蓄能器充气压力: 15～20 MPa
外形尺寸(长×宽×高): 2400×800×1135 mm
质量: 820 kg
生产厂: 石家庄煤矿机械厂
井下平巷及上山输送机选型
带输送机的型号：DP1063/1000
运输能力: 630 t/h
运输速度: 2 m/s 运输距离：1000 m
胶带机宽度: 1000 mm
电动机型号：JDSB-125
电动机功率：125 m
重量: 83 t
生产厂家: 焦作起重运输机厂
大巷带式输送机选型
输送机型号：DX5型钢绳芯带式输送机
胶带型号：GX3000
胶带宽度: 1200 mm 带速: 2.5 m/s 胶带强度: 3000 N/mm 胶带许用最大张力: 360 kN
支架选型
支架形式选用支撑掩护式液压支架
型号: ZZ6000/25/50
支架型式: 支撑掩护
支撑高度: 2.5～5.0 m
适用的煤层倾角: ＜20 °
工作阻力: 6000 kN
初撑力: 5643 kN
操作方式: 本架
外形尺寸(长×宽)：6000×1430 mm
支架中心距：1500 mm
支护强度：0.89～0.97 MPa
对底板最大比压：0.87 MPa
泵站工作压力：31.4 MPa
支架移架步距：700 mm
支架重量：24.518 t
生产厂：北京煤矿机械厂
工作面劳动组织
本采区的工作制度为“三八制”，两班采煤，一班检修，每班工作8个小时。每完成一次割煤、推溜、移架，即完成一个采煤循环，循环进尺为0.8m，一班完成两个循环，一天的进刀数为4刀，日进尺为3.2m。
工作面主要技术经济指标
[]煤矿开采学课程设计指导书安全工程专业
《矿井开米》课程设计 设计指导书 河南理工大学安全科学与工程学院 2013年1月 说明 一、本设计为采区设计，本大纲参照一般实际采区设计，说明书编制章节的顺序，结合教学要求进行编制，仅供本次课程设计作为内容提要和说明书章节编制顺序参考用。 二、当煤层倾角为近水平时，“采区”名称可称为“盘区”或“带区”（倾斜长壁法）
刖言 一、目的 1、初步应用《矿井开采》课程所学的知识，通过课程设计加深对《矿井开采》课程的理解。 2、培养安全工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 老师给你们的题目。 三、设计内容 第一章米区地质特征 第一节采区概况 采区位置、境界、开采范围，与邻近采区关系，与地面关系、采区内煤系产状，可采层厚度等。第二节地质情况及可采煤层情况 采区地质构造、开采煤层特征（厚度、倾角、煤质、夹石、层间距、顶底板岩石特征等）、瓦斯、煤尘、煤的自燃性，井上下及采区水文地质条件，上部及浅部开采情况等。 第三节米区储量 说明：本节可以采用列表的形式 米区储量计算表
第二章采区生产能力及服务年限 第一节采区生产能力的确定 采区生产能力根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区工作面接替关系等因素确定，当用综采时，一般为80?120万t/a ;高档时，一般为50?90万t/a ;普机时（包括高档）一般为40?75万t/a ;炮采时，一般为10?50万t/a。第二节采区服务年限 为了保证采区均衡生产，采取服务年限应在3?5年以上比较合理。 第三章采区巷道布置 第一节采区巷道布置方案的选择 一、采区上（下）山的位置、数目和用途，采区联合形式； 二、区段平巷的布置方式（有无煤柱护巷、数目、位置、是否设集中巷及集 中位置等）； 三、煤层间、厚煤层分层间的联系方式； 四、采区上、中、下部车场型式选择。 第二节采区生产系统综述 运煤、运料及徘矸、通风、行人、动力供应（包括电力和压风）排水、等系统 第三节采区回采工作面配备和生产能力验算 一、计算回米工作面产量； 二、确定采区内同时回采工作面数目；
采区巷道方案设计
采区巷道方案设计 一、采区设计的内容 （一）采区设计说明书 （1）采区位置、境界、开采范围及与邻近采区的关系；可采煤层埋藏的最大垂深，有无小煤窑和采空区积水；与邻近采区有无压茬关系（2）采区所采煤层的走向、倾斜、倾角及其变化规律、煤层厚度、层数、层间距离、夹矸层厚度及其分布，顶底板的岩石性质及其厚度等赋存情况及煤质。瓦斯涌出情况及其变化规律，瓦斯涌出量及确定依据；煤尘爆炸性，煤层自然发火性及其发火期；地温情况等。水文地质：井上、下水文地质条件；含水层、隔水层特征及发育情况变化规律；矿井突水情况、静止水位和含水层水位变化；断层导水性；现生产区域正常及最大涌水量，邻近采区周围小煤窑涌水和积水情况等。煤层及其顶底板的物理、力学性质等。 （3）确定采区生产能力，计算采区储量（工业储量、可采储量）和高级储量所占的比例，计算采区服务年限并确定同时生产的工作面数目。 （4）确定采区准备方式。区段和工作面划分、开采顺序，采掘工作面安排及其生产系统（包括运煤、运料、通风、供电、排水、压气、充填和灌浆等）的确定。当有几个不同的采区巷道准备方案可供选择时，应该进行技术经济分析比较，择优选用。 （5）选择采煤方法和采掘工作面的机械装备。 （6）进行采区所需机电设备的选型计算，确定所需设备型号及数量，
区信号、通讯与照明等。 （7）洒水、掘进供水、压气和灌浆等管道的选择及其布置。 （8）采区风量的计算与分配。 （9）安全技术及组织措施：对预防水、火、瓦斯、煤尘、穿过较大断 层等地质复杂地区提出原则意见，指导编制采煤与掘进工作面作业 规程编制，并在施工中加以贯彻落实。 （10）计算采区巷道掘进工程量。 （11）编制采区设计的主要技术经济指标：采区走向长度和倾斜长度、区段数目、可采煤层数目及煤层总厚度、煤层倾角、煤的容重、 采煤方法、主采煤层顶板管理方法、采区工业储量和可采储量、 机械化程度、采区生产能力、采区服务年限、采区采出率和掘进 率、巷道总工程量、投产前的工程量。 （二）采区设计图纸 设计图纸一般包括：地质柱状图、采区井上下对照图、煤层
采区巷道布置设计
采区巷道布置设计 说明书 专业班级： 学生姓名： 学生学号： 指导教师： 设计时间：2014.10.20～2012.10.26 设计成绩： 工程技术学院
呼伦贝尔学院工程技术学院 采区巷道布置设计课程设计任务书姓名：专业：采矿工程班级： 指导教师：职称： 教授高级工程师 课程设计题目： 已知技术参数和设计要求： 根据大雁矿务局第三矿煤矿北二采区的地表条件、地质构造、煤层赋存状态等资料对该采区进行模拟设计。 北二采区走向长度3000m，倾向长度1200m，倾角7°-12°,平均倾角11°，北二采区设计生产能力为5Mt/a。本设计为一矿一井一面生产。开采标高为+350-+121m。 所需仪器设备：尺子、图版等绘图工具 成果验收形式：说明书手稿、打印稿及电子版 参考文献： 《煤矿安全规程》、《煤炭工业设计规范》、《煤炭开采设计》、 《采矿学》、《矿山机械》、《煤矿电工学》、《矿山压力极其控制》、 《采矿工程师手册》 时间 安排 指导教师：教研室主任： 年月日
工程技术学院 采区巷道布置 课程设计成绩评定表 专业： 采矿工程 班级： 学号姓名： 年 月 日 课题名称 大雁第三矿煤矿北二采区采区巷道布置设计 设计任务与要求 见《采区巷道布置设计》教学大纲 指导教师评语 建议成绩： 指导教师： 课程小组评定 评定成绩： 课程负责人：
前言 巷道是连接一个矿井地面与地下的交通要道，它担负着全矿井的运输，行人，通风等所有重大任务，是一个矿井的根本。学完《井巷工程》，《矿井通风与安全》，《采矿学》等课程后，我们对于巷道有一个初步的认识，为了增加我们的感性认识，加强动手能力，紧密理论与实际的联系而进行的这次课程设计，并以此来培养学生运用所学知识处理生产所遇的实际问题的能力，培养学生正确的思维方式和工程技术人员应具备的基本技能。 本次设计是根据老师给我们的大雁三矿北二采区的资料为基础而进行的。通过本次设计我们将完成以下任务：采取概况，采区巷道布置方案选择，采区生产系统，采区主要经济技术指标等。通过此次实习，我们应该掌握采区巷道布置设计的初步方法。本次设计是在参考了《井巷工程》《矿井通风与安全》《采矿学》《煤矿安全规程》等资料设计而成，由于受水平和时间限制，本次设计有很多不足之处，恳请老师指正。
最新采区及采掘工作面防突设计编制题纲资料
一、采区防突专项设计 （一）采区瓦斯地质概况 1. 地质构造及煤层赋存情况 煤层赋存条件及其稳定性、煤的结构类型及工业分析、煤的坚固性系数、煤层围岩性质及厚度、水平（采区）煤层（附综合柱状图说明）、可采储量、地质构造类型及特征、断层与火成岩分布、水文地质情况。 2. 瓦斯赋存情况 分煤层瓦斯含量及瓦斯成分、瓦斯压力、瓦斯放散初速度等原始参数、钻孔穿过煤层时的瓦斯涌出动力现象、邻近区域瓦斯地质情况。 （二）采区设计说明 1. 采区巷道布置 2. 采区供电、运输、行人等生产系统 3. 煤层开采顺序、采煤工艺、工作面接替顺序等 （三）通风系统说明 通风系统必须独立可靠。 （四）防突设施（设备）设置 （五）防突设计 1. 区域综合防突设计 （1）区域预测情况 说明区域预测（开拓前预测）的方法、临界值及区域划分结果等。 （2）区域防突措施 ①开采保护层 保护层的选择、沿走向及倾斜的保护范围及抽采被保护层瓦斯的方式等。 ②预抽煤层瓦斯 预抽煤层瓦斯的方式选择、钻孔控制范围、钻孔参数设计、封孔要求等。
（3）确定区域效果检验的方法 开采保护层、预抽煤层瓦斯的效果检验方法的选取，临界值的确定，检验区域内钻孔分布设计。 （4）确定区域验证的方法 石门揭煤、煤巷掘进工作面和采煤工作面进行区域验证的方法的选取及临界值的确定。 2. 局部综合防突设计 （1）确定工作面预测方法 采用的临界值、最小预测超前距等。 （2）工作面防突措施工程设计 石门和立井、斜井揭穿突出煤层的专项防突设计、煤巷掘进和采煤工作面的专项防突设计。 （3）确定工作面效果检验方法石门及其他揭煤工作面、煤巷掘进工作面、采煤工作面防突措施效果检验方法的选取及钻孔的布置及临界值的确定。 （4）安全防护措施 采区避难所设置、反向风门、挡栏、远距离爆破措施、压风自救系统等。 3. 首采面防突工程量 主要通风系统、瓦斯治理巷道工程量，各类钻孔工程量等。 （六）监控系统、传感器设置 （七）抽采系统设计（抽采系统、瓦斯计量安设） （八）附图 1. 瓦斯地质图 2. 采区巷道布置平、剖面图 标明瓦斯治理巷道，并要反映钻场、钻孔布置参数等。
矿山压力与岩层控制的课程设计
目录 摘要 (3) 1 课程设计的目的 (3) 2 对采场矿山压力影响因素的探讨 (3) 2.1 生产条件对采场矿山压力的影响 (4) 2.2 生产工艺过程对顶板下沉速度上的影响 (4) 2.3工作面推进速度对矿山压力的影响 (4) 2.4 开采深度对矿山压力的影响 (4) 2.5 支护材料及顶板管理方法对矿山压力的影响 (5) 3 矿山压力的各种控制措施 (5) 3.1 支架和围岩的相互关系 (5) 3.2 巷道矿压控制方法及原理 (6) 3.3 冲击地压压及其控制 (6) 4 结论 (6) 参考文献 (7)
正文 摘要：通过对采场矿山压力呈现规律的研究,总结了对采场矿山压力的6种影响因素:自然条件的影响、开采深度的影响、生产条件对采场矿山压力的影响、工作面推进速度的影响、支护材料及顶板管理方法对矿山压力的影响、采空区处理方式对采场压力产生的影响。掌握对采场矿山压力的影响因素,对控制顶板具有非常大的意义。介绍了对采场矿山压力假说的探讨,提出了对软顶板、厚煤层顶板管理的建议。 关键词：矿山压力控制研究 1课程设计的目的 《矿山压力与岩层控制课程设计》是安全专业主干的课程的一个重要事件环节。通过课程设计使学生了解和掌握矿山压力与岩层控制的研究方法，加深对课程知识的理解，为以后得毕业设计及矿压理论研究奠定基础，使学生具备运用该方法解决安全工程实际问题的能力。 2 对采场矿山压力的影响 2.1 生产条件对采场矿山压力的影响 采面矿山压力与采高控顶距的关系。直接顶下沉量应符合或接近于岩层整体移动曲线。由于L远大于S0,因此岩层移动曲线可近似于直线,控顶距为R处的顶板下沉量SR与岩层最终下沉关系值为:SR/R=S0/L,因此: SR = S0/L×R,SR=1/L×[(kp -kp’)/ (kp -1)]×m×R,令:1/L×[(kp -kp’)/ (kp -1)]=η,则S=ηmR。因此,
潘一矿采区巷道布置设计
潘一矿采区巷道布置设计 第1章采区概况 潘一矿是淮南矿业集团主力矿井之一，1983年投产，设计生产能力3.0M t/a，经过技术改造，2005年核定生产能力4.0M t/a，矿井可采和局部可采煤层13层。其中13—1煤层是矿井目前的主采煤层，平均厚度4.5米。煤层结构复杂，顶底版一般为泥岩或沙子泥岩，遇水易泥化。矿井投产以来，先后采用普通综采和综采放顶煤工艺开采13—1煤层 。由于普通综采采高较低，13—1煤层不能一次采全高，开采效率低，难以实现高产高效，综采放顶煤开采虽然可以一次采全高，但煤炭灰分较大，不能适应煤炭市场需求，且放顶煤开采影响工作面推进进度，制约生产能力的提高，另外综采放顶煤开采采空区留有余 第一节煤系及煤层 石炭、二叠系为本区煤系地层，共有可采煤层14层，总厚度为27.67m。自上而下分别为1、3、4-1、4-2、5-2、6-1、7-1、8、11-2、13-1、16-1、16-2、17-1及18煤，其中13-1煤层为本采区主要可采煤层。 第二节采取内地质构造 该采取根据地质勘探和邻近采区揭露的资料看，无较大的断层和明显的褶曲构造，对井下开采无明显的影响，构造尚属简单。 第三节煤层要素及顶底板特征 所开采的C组13-1煤层：平均厚度4.49m，煤的密度为1.34t/ m3。为较稳定煤层，无夹矸，煤质中硬，结构简单，高瓦斯。 顶底板特征见下表： 顶板名称岩石名称厚度 （m） 岩性特征 伪顶页岩0.15灰黑色，多植物化石，局 部赋存
直接顶粉砂岩 2 - 4粉粒砂岩，不稳定 基本顶中细砂岩 6 - 10灰-灰白色细砂岩粒，较厚 第四节采煤方法和采煤工艺及劳动组织 根据煤层赋存条件，在13-1煤层中，本采区采用后退式走向长壁一次采全高综合机械化采煤方法回采。初放期间采高为3m以内，正常回采期间为3.5-4.5m.工作面最大控顶距3.5m，最小控顶距2.3m,面积为13.5m2,三角煤根据情况采用炮采或丢弃方式处理。工作面总体沿走向推进。 采煤工艺及劳动组织见下表： 工艺流程斜切进刀→打三角煤→割煤→移架→推溜→斜切 进刀 进刀方式端头斜切进刀，双向割煤，煤机往返一次进两刀 劳动组织采用“三八”制作业，中班检修，早、夜班生产 第2章采区及巷道布置 第1节采区形式及工作面划分 根据采区的走向长度和产量要求及采区的基本情况，将采区设计 为采取上山在后面（即井底车场一侧）的单翼开采形式。将采区五个区段，每个工作面推进长度为1500m,区段斜长为180m,护巷煤柱宽为15m。 第2节采区车场形式及采区上下山布置 根据采区的基本情况和生产需求，采区的井底车场采用立井折返式井底车场，上部和中部均采用单甩顶板绕道式车场，下部车场为顶板绕道式下部车场。井底车场设在采区东部。
采区巷道布置方案比较
采区巷道布置方案 一、采区位置、边界及范围 石壕矿四采区位于陇海铁路以南区域，采区北部边界以陇海铁路煤柱为界，东、西及南部边界为矿井边界。该区域走向NW～SE，倾向NE，走向长1.3～2.4km，倾斜宽0.55～1.85km，面积为2.3119km2。 二、采区储量及服务年限 根据二1煤层底板等高线及资源储量估算图，经统计：四采区可采储量为：781.5万吨。采区生产能力按60万吨/年，服务年限为9.3年。 三、采区巷道布置方案及比较 根据郑州设计院2011年11月编制的《河南大有能源股份有限公司石壕煤矿南风井工程初步设计》，四采区按单翼采区进行布置，将采区上、下山巷道布置在陇海铁路南侧煤柱线内，以减少煤柱损失。 +200m水平南翼轨道运输大巷与四采区回风巷（直接与南翼回风井相连）向南延伸进入铁路以南区域后，四采区即分为上下山开采，本设计考虑先采上山部分，后采下山部分。采区上、下山巷道分别按二条考虑，即轨道上、下山和皮带上、下山。设计考虑便于回采巷道与准备巷道连接，并根据矿方实际生产经验，将采区轨道上、下山布置在煤层底板距煤层15m的岩层中或布置在煤层顶板距煤层5～10m 的大占砂岩中，作辅助提升和回风巷；皮带下山沿二1煤层顶板布置在二1煤层中，作主提升和进风巷。采区中部设置一条胶带运输大巷，布置在二1煤层底板距煤层约20m的岩层中，并通过二采区胶带下山延伸段、二采区集中运煤巷与主井底煤仓相连。
综合考虑上述因素，结合石壕矿四采区所处位置以及目前矿井实际生产情况，本设计筛选出三个采区巷道布置方案，现分述如下：方案一（轨道下山分段，沿底布置）： 设计综合考虑采区运输、通风需要、准备巷道与回采巷道的联接关系，将四采区轨道上山布置在北侧并布置在煤层底板中，皮带下山布置在南侧并布置在煤层中。 四采区下山部分分为两段施工，在+80m水平设置辅助水平，并布置一个中部水仓、泵房，四采区轨道下山上、下段均布置在北侧并布置在煤层底板中，皮带下山上、下段均布置在南侧并布置在煤层中，其连接处与胶带运输大巷之间设置一个采区缓冲煤仓。 轨道下山上段通过上部车场与-200轨道大巷相连，通过回风联络巷与四采区回巷相连。皮带下山上段的上部与四采区皮带上山连通，下部通过采区煤仓与胶带运输大巷连通；皮带下山下段亦通过采区煤仓与胶带运输大巷连通。 在四采区最下部再布置一个下部水仓、泵房。采区变电所、采区避难硐室均布置在四采区下山的上部车场附近。 方案二（轨道下山分段，沿顶布置）： 四采区轨道、皮带上山布置同方案一，四采区轨道、皮带下山布置的位置也同方案一，轨道下山上、下段布置在煤层顶板距煤层5～10m的大占砂岩中。 方案三（轨道、皮带下山不分段，沿底布置）： 四采区轨道、皮带上山布置同方案一，四采区下山部分不分段，采区轨道、皮带下山直通采区下部边界附近，在采区下部布置一个水仓、泵房。采区皮带下山中部通过煤仓与胶带运输大巷连通，并布置一个采区中部车场将胶带运输大巷与轨道下山连通。采区皮带下山需
矿井开采课程设计—终结版
《矿井开采》课程设计 说 明 书 姓名： 班级： 学号：
目录 前言 第一章采区巷道布置 第一节采区储量与服务年限 第二节采区内的再划 第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统第二章采煤工艺设计 第一节采煤工艺方式的确定 第二节工作面合理长度的确定 第三节采煤工作面循环作业图表的编制 附表
前言 一、目的 1、初步应用《矿井开采》课程所学的知识，通过课程设计加深对《矿井开采》课程的理解。 2、培养安全工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 设计条件： 井田境界：采区倾斜长度2800m；采区走向长度1060m； 采区境界：采区倾斜长度700m；采区走向长度1060m； 8号煤层：煤层厚0.55-2.60m，平均1.39m。顶板为砂质泥岩，底板以砂质泥岩为主，地面标高+1210m~1480m；煤层埋藏稳定。（柱状图中的84煤层）煤的容重γ=1.5t/m3。煤质中硬偏软，坚固性系数f=1.0～2.5。 =200m3/h。矿井最大涌水量Q大=4矿井开采技术条件：矿井正常涌水量Q 正 30m3/h。瓦斯相对涌出量q=12.5m3/d·t；煤尘有爆炸性，无自然发火倾向。84号煤为低灰-高灰、特低硫-高硫贫煤，生产能力30万吨 三、课程设计内容
第一章采区巷道布置 第一节区储量与服务年限 1、采区生产能力选定为30万t/a 2、采区的工业储量、设计可采储量 (1) 采区的工业储量 Z g=H×L×m× γ ………………………………………(公式1-1) 式中：Z g---- 采区工业储量，万t；H---- 采区倾斜长度，700m； L---- 采区走向长度，1060m；γ---- 煤的容重，1.50t/m3； m---- 煤层煤的厚度，为1.39米； Z g=700×1060×1.39×1.50=154.7万t (2) 设计可采储量 Z K=(Z g-p)×C ……………………………………………………(公式1-2)式中：Z K---- 设计可采储量, 万t； Z g---- 工业储量，万t； p---- 永久煤柱损失量，万t； C---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。本设计条件下取80%。 P=30×2×1060×1.39×1.50+15×2×(700-30×2)×1.39×1.50=13.53万t P---- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t； Z K=( Z g-p)×C=(154.7-13.53)×0.8=112.94万t (3)采区服务年限 T= Z K/A×K …………………………………………………………(公式1-3)式中：T---- 采区服务年限，a; A---- 采区生产能力，30万t； Z K---- 设计可采储量，112.94万t；
3 采煤方法及采区巷道布置
3 采煤方法及采区巷道布置 3.1 煤层地质特征 3.1.1 煤层赋存情况 采区内主要可采煤层为二叠系下统山西组二1煤和石炭系上统太原组一1煤。二1煤厚0～9.38m之间，平均厚度为2.70m。煤层倾角平均17°，煤层赋存稳定。一1煤厚0～4.41m之间，平均厚度为2.46m，煤层倾角与二1煤相近，煤层结构简单。 3.1.2 煤质与地质情况 1、煤质分析 采区内一 1 煤为中灰、低挥发分、高硫分、低磷分、高热值、中等软化温度灰、呈小块状及碎粒状的贫煤。二1煤为中灰、低挥发分、特低硫、低磷分、特高热值、较高软化温度灰、粉状贫煤。煤的抗碎强度特低，可磨性指数属易磨煤，CO2反应性较弱，高热稳定性，结渣性中等。 2、煤层顶底板 ①二1煤：煤层直接顶以中-细粒结构的大占砂岩为主，煤层底板以砂质泥岩和泥岩为主，局部含夹矸。 ②一1煤：煤层直接顶以砂质泥岩和泥岩为主，煤层底板以砂质泥岩、泥岩和石灰岩为主，煤层位稳定，结构简单，偶含1～2层夹矸。 3、水文地质 本区内水文地质条件尚属简单，主要充水因素有：二1顶板砂岩和断层破碎带裂隙淋水、一1石灰岩岩溶裂隙承压水和大气降水。全井田的正常涌水量465.46m3/h，最大涌水量为805.25m3/h。 3.1.2 煤层瓦斯、自燃、发火特征 ①一 1 煤层只有一个孔取到瓦斯样，瓦斯资料没有或较少，勘探报告没有评 述。二 1 煤层瓦斯含量0.093～17.391 m3/t2daf，平均5.354 m3/t2daf。 ②本区二 1煤火焰长度为5mm，加岩粉量为10%，二 1 煤层的煤尘具有爆炸性。 一 1 煤未做煤尘爆炸性试验，根据邻区郜城井田试验结果：加岩粉50～55％，火 焰长度达25～30mm，一 1 煤层的煤尘具有爆炸性。 ③一 1煤自燃倾向等级属不自燃－易自燃，二 1 煤属不易自燃。 3.2 采区巷道布置及生产系统 3.2.1采区及首采区划分 根据矿井煤层及地质分布，本井田设计单水平开采，共划分为四个采区，其中二1煤上下山各一采区，一1煤上下各一采区。矿井首采区位于二1煤上山采
采区巷道布置.
5 采区巷道布置及回采工艺 本设计开采8煤层，前期采用中央并列式。根据整个矿井的地质情况，以及为了通风安全，前期，在靠近工业广场的附近布置工作面。后期采用两翼对角式通风，工作面再向井田边界方向布置。为了矿井达产，在南翼布置带区，在北翼布置采区。本设计主要进行采区的巷道布置，以及采区回采工艺的设计。 5.1 煤层的地质特征 本井田位于淮南煤田南部的阜凤与舜耕山逆冲断层之间，含煤地层总体构造形态为一走向北西、倾向北东、倾角一般在20°左右且局部有倒转现象的单斜构造。 本设计以整个矿井的煤为基础，而本设计主要开采8煤，采区的设计以8煤层为基础，巷道的布置也是用来开采8煤层。 5.1.1 煤层情况 8煤层：厚度2.43～17.66m，平均4.94m，下距7煤4.30m，可采系数100%，变异系数47%，为主要可采煤层，但厚度变化特征十分显著，井线以西大片地段厚度极为稳定，一般变化在3.50～4.00m之间，变异系数23%；井线以东厚度显著增大，一般变化在6～10m之间，变异系数56%，因此，全区8煤层变异数偏大，但仍以稳定为主。煤厚变化见图5-22，煤层结构简单～较复杂，一层夹矸率31%，二层夹矸率29%，其岩性为泥岩、炭质泥岩，煤层顶板砂岩及砂页岩互层，底板泥岩、砂质泥岩，属稳定煤层。 8煤层顶板及其上部岩层为一植物化石带，主要为羊齿、瓣轮叶、斜羽叶等，而以椭圆斜羽叶及栉羊齿富集为其特征。 5.1.2 煤层瓦斯含量 本井田部分主要可采煤层瓦斯含量最大值介于8.40～17.85m3/t之间，且甲烷成分一般在80%左右，由此表明本井田深部主要位于瓦斯带。总体来看，本井田同一煤层的瓦斯含量除有随深度增加而增高的趋势以外，还可能在局部形成瓦斯富集带，8煤层为富瓦斯煤层。 5.1.3 煤尘爆炸性和煤的自燃倾向 本井田各可采煤层均有煤尘爆炸危险，浅部煤尘爆炸指数30%～35%。各可采煤层均有自然发火倾向，发火期一般为3～6个月。 5.1.4 地温 根据九龙岗矿长观孔资料，本井田所在地区的恒温带深度为自地表向下垂深30m，相应的温度为16.8℃。 本井田地温梯度介于0.75～2.07℃/hm之间，其中东部高于西部，属地温正常区。总体来看，本井田地温具有深高浅低和东南略高于西北的变化特点。
采区设计(矿井通风系统)课程设计任务书(doc 6页)
采区设计（矿井通风系统）课程设计任务书 1、设计依据 给定矿井开拓系统和某一采区区域范围及煤层地板等高线图，矿井概况及生产情况，以及采区生产能力（产量）、瓦斯涌出量等条件，进行采区巷道布置及采区通风系统设计。 设计题目及资料来源 由具体指导老师确定。 2、设计内容 1）采区设计：采区巷道布置（采区上下山、主要进回风、运输巷道），回采巷道布置，回采工作面布置，明确巷道之间的联接关系；简单进行采煤方法、回采工艺设计； 2）采区（或矿井）通风系统设计：采区通风系统确定（要有相应的通风构筑物）、用风地点风量计算与分配（采用由内向外四算一校核的方法），计算采区巷道通风阻力。进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）。 3）安全工程设计【推荐选作】：瓦斯抽采设计、防灭火灌浆设计、注氮气设计、阻化剂设计等。 3、设计要求 完成采区通风系统设计说明书一份，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、网络图。（说明书和图纸格式按照学校毕业设计要求的格式完成） 4、提交材料 采区设计及通风系统设计说明书，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、通风网络图。（包括草稿、电子文档） 5、指导要求 设计主要分为两个内容：采区巷道布置和矿井（采区）通风设计。 本着今后实施“课程设计进行简单矿井通风设计，毕业设计进行有针对性的老矿井改造通风设计和侧重安全系统设计，加强学生能力培养”的教学计划改革探索，也为适应当前煤矿集约化开采体系的需求，使学生尽早熟悉矿井通风设计的方法，及时消化《矿井通风与空气调节》课中的矿井通风设计内容，本次设计可根据学生情况可适当要求进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）； 在制定设计题目时，原始CAD图纸给出水平大巷、井底车场及主要硐室等矿井开拓布置
采矿学课程设计
采矿学 课程设计说明书 设计题目: 助学院校: 自考助学专业: 姓名: 自考助学学号: 成绩: 指导教师签名: 河南理工大学成人高等教育 2O 年月日
前言 采矿课程设计是采矿工程专业教学环节的重要一环。它是学生学过《井巷工程》、《采矿学》、《矿井通风安全》等课程，以及通过生产实习之后进行的。其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。 采矿课程设计是属于教学性设计，设计题目由指导教师拟定。学生应根据设计题目按照本大纲的要求，在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。 设计中要认真贯彻《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。设计力争作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。
目录 1 井田地质特征、矿井储量及设计生产能力 (1) 1.1 井田地质特征 (1) 1.1.1地层 (1) 1.1.2 构造 (2) 1.2 井田范围及储量 (3) 1.2.1 井田境界 (3) 1.2.2 井田储量 (4) 1.2.3 矿井的工业储量 (4) 1.2.4 矿井设计储量 (5) 1.2.5 矿井设计可采储量 (6) 1.3 矿井年储量及服务年限 (8) 1.3.1矿井工业制度 (8) 1.3.2矿井服务年限 (8) 2 井田开拓 (9) 2.1 井田内划分 (9) 2.2 开拓方案的选定 (9) 2.3方案经济比较 (10) 确定方案 (13) 3 采煤方法 (15) 3.1 选择确定采煤方法 (15) 3.2 采区巷道布置 (15) 3.2.1采区主要参数的确定 (15) 3.2.2煤柱尺寸 (16) 3.2.3采区上下山的布置 (16) 3.2.4回采巷道的布置 (16) 3.2.5联络巷的布置 (16) 3.2.6采区车场形式的选择 (16) 3.2.7采区硐室 (18) 3.2.8采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率 (18) 3.3 回采工艺 (19) 3.1.1综采工作面的主要设备 (20) 3.2.2工作面循环方式和循环作业图表的编制 (21) 参考文献 (24)
第三章 采区巷道布置设计
第三章采区巷道布置设计 3-1 采区下山布置 3-1.1方案选择 根据二水平所在位置及地质情况，经过矿井多次研究提出两种方案： 方案I：在五2±0大巷距西下山150米处向下布置两条下山300米，然后采用片盘式布置，向西前进式回采至井田边界，斜巷采用双钩串车提升，大巷采用夹线式电机车运输，总回巷布置在五2±0大巷煤柱中。此方案的优点是：初期工程量小，工期短，投资少，见效快，可以探明深部煤层赋存情况。缺点是：煤柱损失大，回采率低，巷道维护费用大，采掘不能形成独立的通风系统，需采用串联通风，在向前推进时，遇地质变化带时改造困难，造成采掘接替紧张。 方案Ⅱ：采用采区式布置 即将该水平划分四个采区：东一三采区、西二四采区，二采区在距五 200米处布置两条下山，落差至－200米水平，采区走向长2西下山 1200米，倾斜长700米，四采区在距五2西下山1500米处布置两条下山落差至－200米水平，然后由下向上布置采面进行回采，斜巷采用皮带运输。 此方案优点：生产系统比较完善、简单、合理，采区生产能力大，采掘相对独立，便于管理，斜巷运输人员少，运输能力大。 缺点：初期工程量大，工期长，下部资料不详，直接落底风险性大，每个采区都要布置一个独立的生产系统。
根据两种方案比较，由于现矿井采掘接替比较宽松，初选第二种方案，其首采区为二采区，本次设计即为二采区设计。 3-1.2 采区下山 根据采区地质情况及采面布置情况，该采区布置两条下山，布置在采区中间即距五2西下山200m处，两条下山均沿煤层底板布置在煤层中，一条运输下山作采区运输、进风用；另一条轨道下山，作采区行人、回风、运料用，两条下山间距40m。 采区下山采用锚喷支护，设计断面9.0m2，巷道形状采用圆弧供形。 3-1.3采区车场 在采区上部充分利用一水平±0大巷车场，在轨道平台设计一顺向平车场，采区中部、下部设计为甩车场。 3-1.4采区总回风巷 布置在煤层中，距五±0大巷以下110m处，开口于轨道下山，向东与东下山贯通。 3-1.5 区段平巷布置 为了减少煤柱损失，提高煤炭回收率，设计采用沿空掘巷方式布置采面机风巷，采用单巷布置，根据五2煤层顶底板岩性，设计机风巷沿走向布置在煤层中，距采空区边缘2-5m。 3-1.6 采区硐室 采区变电所：在轨道下山与运输下山之间距五±0大巷250m处700米处布置分别采区变电所，变电所长度40米，锚喷支护，断面
采区的巷道布置以及采煤工艺的设计项目计划书
采区的巷道布置以及采煤工艺的设计计划书 第一章 采（盘）区或带区巷道布置 第一节 采（盘）区或带区概况 第二节 采（盘）区或带区储量与服务年限 1. 采区（盘区）或带区生产能力， 150万吨/年 2.采区的工业储量,设计可采储量 γ???=M L H Z c 式中： C Z ——采区工业储量，万t ； H ——采区倾斜长度，1150m ； L ——采区走向长度，2400m ； M ——煤的厚度，M 1=3.5m ，M 2=6.0m ； γ——煤的容重，1.30t/m 3； 1c Z =1150×2400×3.5×1.3=1255.8万t 2c Z =1150×2400×6.0×1.3=2152.8万t C Z =1c Z +2c Z =1255.8+2152.8=3408.6万t C P Z Z c k ?-=)( 式中： k Z ——设计可采储量, 万t ； C Z ——工业储量，万t ； P ——永久煤柱损失量，万t ； C ——采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。 分别取左右边界煤柱各5m ，上部防水煤柱与下部护巷煤柱各30m ，中部留60m 停采线煤柱，则
对于3#煤层:%75%12.998.2152/)884.188.2152(/)(2222>=-=-=c c Z P Z C 则2#、3#均满足采区回采要求。
第三节 采区或带区内的再划分 一、确定工作面长度 煤层左右边界各有20m 的边界煤柱，上部留30m 防水煤柱，下部留30m 护巷煤柱。因为该矿地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小，另外现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。结合我国实际情况以及考虑到设备选型及技术方面的因素，综采工作面长度一般为150～240m ，巷道宽度为4m ～4.5m,本采区选取4.5m ，且采区生产能力为150万t/a ，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求。采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米。 采煤工作面长度为： n n L n P q H L /]2)1(2[21??--?-?-= 式中：1L ——工作面长度，m ； 2L ——区段平巷宽度，m ； H ——采区倾向长度，m ； q ——采区上下边界预留煤柱宽度，m ； P ——护巷煤柱宽度，m ； n ——区段数目，个； 1L =[1150-2×30-5×(n-1)-4.5?2?n]/n ∈(150,240) 因为4.3 采矿课程设计 学院： 专业班级： 姓名： 学号： 指导老师： 前言 第一章井田地质特征 目录 矿井储量及年产量5 第一节第二节第三节井田地质特征 井田范围及储量 矿井年产量及服务年限 5 6 10 第二章井田开拓12 第一节第二节第三节井田内划分 开拓方案的选定 开采顺序 12 15 23 第三章采煤方法26 第一节 第二节 第三节 第四节结束语 参考文献采煤方法的确定 采区巷道布置 回采工艺 灾害预防 26 27 31 34 37 38 前 言 采矿课程设计是采矿工程专业学习的重要一环，它是继我们学过《井巷工 程》、《采矿学》、《矿井通风与安全》等课程，以及通过生产实习之后进行的，其 目的是巩固和扩大我们所学理论知识并使之系统化，培养我们运用所学理论知识 解决实际问题的能力，提高我们计算，绘图，查阅资料的基本技能，为毕业设计 奠定基础。 依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间 内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。 煤层开采设计是煤炭开采重要环节，而煤矿开采技术根据煤层赋存条件的 不同有很大差异。开采方式不对会造成煤炭的极大浪费，甚至会造成伤亡事故的 发生。在 21 世纪，能源极为重要的时代，要适应蓬勃发展的社会经济，就必须 优化开采技术，体现绿色开采和可持续发展策略，而合理的开采设计则能有效减 少煤炭损失，将赋存在地下的煤炭高速度，高效率的回采出，满足祖国经济建设 对能源的需求。 设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、 《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计 力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自 己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老 师指正。 设计题目如下： 井田境界：井田走向长度 8000m,，倾斜长度 2600m 。 煤层埋藏特征：煤层厚度 m 1=3.9m, m 2=2.8m ，煤层倾角α=17°， 层间距 H=10m;表土层厚度 30m,风化带深度 10m; m 1 顶板为砂质页岩，底板为砂 岩；m 2 煤层顶板为砂岩，底板为粉砂岩；煤层埋藏稳定，井田无较大构造；地 面标高+220m. 煤的容重γ1=γ2=1.35t/m ,煤质中硬，坚固性系数 f =2~3 矿井开采技术条件：矿井正常涌水量 Q 正=200 m /h; 矿井最大涌水量 Q 大=300 m /h, 矿井相对瓦斯涌出量 q=7.5 m /d·t;煤有自然性，自 然发火期 11 个月，煤尘有爆炸性。 3 3 3 3 采区巷道布置及生产系统毕业设计 目录 第一章矿区概述及井田地质特征..................................... 1 第一节矿区概述 ................................................ .. 1 第二节井田地质特征 . (2) 第三节煤层特征 ................................................ .. 5 第二章井田境界和储量.. (10) 第一节井田境界 ................................................. 10 第二节矿井工业储量 (10) 第三节矿井可采储量 (12) 第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 ...................... 13 第一节矿井工作制度 (13) 第二节矿井设计生产能力及服务年限 ............................... 13 第四章井田开拓 ................................................ .. 14 第一节井田开拓的基本问题 ....................................... 14 第二节矿井基本巷道 (19) 第五章准备方式———采区巷道布置 ................................ 29 第一节煤层的地质特征.. (29) 第二节采区巷道布置及生产系统 ................................... 30 第三节采区车场选型设计 ......................................... 32 第六章采煤方法 ................................................ .. 36 第一节采煤工艺方式 (36) 第二节回采巷道布置 (42) 第七章井下运 矿井通风与安全课程设计 设计人:周桐 学号:3 指导老师:郭金明 前言 《矿井通风》设计就是学完《矿井通风》课程后进行,就是学生理论联系实际的重要实践教学环节,就是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力,为毕业设计打下基础。 1、进一步巩固与加深我们所学矿井通风理论知识,培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。 2、培养学生实践动手能力及独立分析与解决工程实际的能力。 3、培养学生创新意识、严肃认真的治学态度与理论联系实际的工作作风。 依照老师精心设计的题目,按照大纲的要求进行,要求我们在规定的时间内独立完成计算,绘图及编写说明书等全部工作。 设计中要求严格遵守与认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策,设计力争做到分析论证清楚,论据确凿,并积极采用切实可行的先进技术,力争使自己的设计达到较高水平,但由于本人水平有限,难免有疏漏与错误之处,敬请老师指正。 (一)矿井基本概况 1、煤层地质概况单一煤层,倾角25°,煤层厚4m,相对瓦斯涌出量为13m3/t,煤尘有爆炸危险。 2、井田范围设计第一水平深度240m,走向长度7200m,双翼开采,每翼长3600m。 3、矿井生产任务设计年产量为0、6Mt,矿井第一水平服务年限为23a。 4、矿井开拓与开采用竖井主要石门开拓,在底板开围岩平巷,其开拓系统如图1-1所示。拟采用两翼对角式通风,在7、8两采区中央上部边界开回风井,其采区划分见图1-2。采区巷道布置见图1-3。全矿井有2个采区同时生产,分上、下分层开采,共有4个采煤工作面,1个备用工作面。为准备采煤有4条煤巷掘进,采用4台局部通风机通风,不与采煤工作面串联。井下同时工作的最多人数为380人。回采工作面最多人数为38人,温度t=20℃,瓦斯绝对涌出量为3、2m3/min,放炮破煤,一次爆破最大炸药量为2、4kg。有1个大型火药库,独立回风。 附表1-1 井巷尺寸及其支护情况 区段井巷名称井巷特征及支护情况 巷长 m 断面积m2 1~2 副井两个罐笼,有梯子间,风井直径D=5m 240 对综采放顶煤工作面回采率的讨论 摘要：综采放顶煤工作面回采率一直是制约我国综放开采进一步发展的问题之一。本文论述了我国综放开采回采率现状，研究了综放开采顶煤损失构成和形成机理，系统地分析了综放回采工作面的煤炭损失，并在此基础上，从采煤工艺、设备等方面提出了提高综放回采工作面回收率的有效技术途径及管理方法，以及回采率的计算。 关键字：放顶煤回采率损失量措施 一、引言 我国于1982年引进综采放顶煤工艺技术以来，取得了较大的经济效益。经过20年来的不断探索、研究和试验，我国综放开采技术得到了长足的进步，每年综放开采的煤炭产量已占全国重点国有煤矿年产量的1/5~1/4。无疑，综放开采为我国厚煤层尤其是特厚煤层的开采开创了一条新路子，成为我国开采厚煤层最有效、经济效益最好的手段，使我国厚煤层开采技术和经济指标居于世界领先水平。 现在我国已经充分掌握这种针对厚煤层的采煤方法。综采放顶煤技术在我国得到了迅速发展，但是综放技术中的瓦斯、煤尘工作面自燃发火及顶煤回收率等问题是制约综放开采技术发展的重要因素。然而统计资料表明，仍有一些矿井综放回采工作面的回采率较低，有的还不到50%，造成了一定数量的煤炭资源损失。采煤方法的改革是技术进步的表现，是实现集中生产、高产高效的根本保证。但回采率问题是综放开采工艺必须研究解决的最为重要的问题之一，研究分析综 放开采的煤炭损失的构成，计算回采率以及寻求提高回采率的途径。 二、放顶煤工作面回采率的计算 采区和工作面回采率，是综采放顶煤的一项重要技术经济指标，也是评价综合机械化放顶煤开采成功与否的重要尺度。在综采放顶煤工作面，其实际的开采高度一般难以通过实测确定。由于计算参数难以准确测量，采出煤量的准确性也就是很差。因此，在无法测出实际采高和采出煤量时，采用改正后的统计产量来代替计算产量是比较切合实际的计算方法。 1． 综采放顶煤工作面回采率的计算 （1）工作面可采储量（Q s ，t ）： s Q abM γ= 式中 a ——工作面走向实测长度（不包括切眼），m ； b ——工作面实测长度（不包括上、下巷道宽度），m ； M ——工作面实测平均厚度，m ； γ——煤的容重，t/m 3。 （2）工作面采出煤量的计算 放顶煤综采工作面的实际采出煤量，在不能测算实际采出 煤量时，可以采用统计产量代替，但需要进行水分、灰分和矸石量改正。 实际采出煤量（Q 1，t ）： ()34212615310011100y y y Q Q y y y y ??--=-- ?--??采矿课程设计
采区巷道布置及生产系统毕业设计
矿井通风与安全课程设计
采矿工程本科毕业设计对综采放顶煤工作面回采率的讨论.doc